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论文相关方法-磁西矿泵房加固机理与方案优化
时间:2021-04-13 11:35:36

  1.1选题背景及研究意义

  实行改革开放国策以后,我国国民经济获得了飞跃式蓬勃发展,作为支柱性基础产业的煤炭工业为各行业发展均贡献着重要力量。中国煤炭资源丰富,分布广泛。煤炭消费在能源消费中所占比重超过50%,据估计煤炭总储量超过4000亿吨。在最近的十几乃至几十年中,我国对于煤炭的开采作业持续向着产量更大且速度更快的方向发展,这种程度的开采会导致浅层区域的煤炭量严重减少,直接导致着我国煤炭矿井建设不得不进一步加深,煤炭开采作业持续向深部发展,我国的总体煤炭开采进入深部开采状态[1]。图1.1所示为我国目前国内煤炭矿井开采深度。随着我国煤炭矿井的深度不断向着更深部发展,开采作业所接触的围岩逐渐变为处于"三高一扰动"力学环境之中的深部岩体,这无疑是增大了相关人员对土壤深度结构及受力情况的分析研究难度。深部岩体与浅层或地表岩体的受力情况有着比较大的区别,深度岩体受到周围环境挤压通常会表现出高压、变形易断、支护难度高等情况,如果开挖时进行支护的结构无法满足其受力状况则很有可能造成巷道等开挖区间出现变形甚至垮塌,这在一定程度上都会严重影响矿井的正常工作,而且容易发生事故,因此深部矿井施工的岩土受力问题一直是难以解决的难题[3]。

  深井巷道、硐室等结构的开挖过程中,因受力的不确定性和岩土的复杂结构很容易出现连续性的变形破坏情形,这就要求开挖前有足够的控制变形防护措施。其中,底臌现象是硐室变形破坏的主要形式,也是控制围岩稳定性研究中的一个重要问题。

  目前,在我国的主要矿区尤其是90%以上的煤矿矿井之中,特殊自然灾害普遍发生,其中以底臌问题带来的安全威胁最为严重[4]。巷道或硐室开挖施工过程中出现的底臌现象具有很大的破坏性,它会造成巷道或硐室的空间受到外界压力而变小导致内部的活动区域面积减少,不仅妨碍地下矿井的正常通风和换气,还会造成矿井内各类设备可能无法正长工作以及威胁下井人员的人身安全,同时也会导致相关企业为了井下安全而另外消耗人力、物力财力来保障巷道和硐室内的结构安全。如果巷道或底臌内底臌情形特别严重还会使其无法使用而带来重大的经济损失。通过查阅国内外相关报道和文献发现[5],开采深度在[400,600]米区间时发生底臌的概率就会超过20%,深度达800米时发生概率增加10%,开采深度超过1000米时发生的概率超过80%,几乎可以认为是肯定会发生,而目前国内外矿区的开采深度普遍超过1000米。综上所述,底臌问题已经成为深井巷道和硐室安全施工工程研究的重要内容。

  当前国内外对于深度矿井的底臌原理进行了大量分析和研究,并提出了一些防护措施,但是这些措施都是适应具体的案例,由于地势、土层结构的不同许多措施并不能很好的进行借用。对于每一种深部矿井开挖情况,都必须根据该区域的地理环境、深度岩层受力情况、土壤结构等进行具体分析和对待。因此本文主要是以冀中能源集团磁西一号矿地下850m左右的泵房为主要的研究目标,对硐室底臌的相关原理和控制预防措施为重要的研究内容,首先,从控制底臌和减少损失的角度出发,合理选择底板加固技术,另外是为其他的深度矿井开发提供一定的经验。

  图1.1国内矿井开采深度现状

  Fig1.1 Status quo of mining depth in domestic coal mine

  1.2国内外研究现状

  近年来,随着底臌现象所导致的工程问题与工程事故逐渐增加,国内外众多的专家学者针对巷道矿井中底臌现象的机理、危害以及防治工作均进行了较为深入的研究工作。这些研究人员对深度矿井开挖、岩层受力计算、硐室顶板地板的岩层变形、井下施工安全及支护防护等各个方面都有一定的研究,这些研究成果对深井底臌的预防和控制都有一定的帮助,因此从以下几个方面来概述:

  1.2.1底臌机理研究现状

  M.JI.兹包尔什奇克[12]主要以深度岩层的弹性受力分析为主要研究内容,分析了地板岩层突出的形成机理,认为底板岩层暴露面积和周长比的急剧变化,加速了底臌的发生。

  利特维斯基[13]等基于对底臌问题的发生与危害的机理分析与研究,提出了一种可以较为简单快速判断巷道围岩之内的各个区域所处力学状态的方法,命名为巷道底板围岩破坏准则。

  奥顿哥特[14]针对巷道的底臌现象开展了相似模型实验,并结合试验观察记录了巷道底臌发生的全过程,并以此为根据对巷道围岩的变形与破坏的发生与过程进行了分析。

  K.Haramy等[15]将底板岩层简化为两端固定的岩梁,研究了底板岩层的稳定性和应力分布。

  A.Afrouz等[16]通过对底板的承载能力的研究,得出底臌现象产生是由21个因素引起的结论,其中,被广泛认为最重要的因素为底板岩层岩性、巷道围岩应力以及水理作用。

  近年来,随着国外相关研究工作内容的全面开展,国内也投入了大量的研究工作者对深部的巷道和硐室底臌现象进行研究和分析,并取得了一定的成果。

  康红普[17-18]针对软岩巷道的底臌现象开展了影响因素因素分析,首先通过研究证明了在矿井巷道之中发生的底臌现象中,由底板岩层挠曲变形所导致的占比67%,而底板岩层弹塑性变形和扩容变形所导致的则分别占比分别是为11.8%和11.2%。以上数据表明,底板岩层的失稳使岩层向巷道内压曲变形、在偏应力作用下产生的扩容以及遇水膨胀的影响是导致巷道矿井发生底臌灾害的主要因素,需加以足够的重视。

  姜耀东[19]依据地质力学条件的不同、应力状态的不同和底臌形态的不同,将底臌现象细致划分为了四种,分别为:①挤压流动型;②剪切错动型;③挠曲褶皱型;④遇水膨胀型,如图1.2所示。

  (a)挤压流动型底臌(b)剪切错动型底臌

  (c)挠曲褶皱型底臌(d)遇水膨胀型底臌

  图1.2底臌分类图

  Fig 1.2 The classification diagram of bottom dropsy

  王卫军[20]综合运用数值模型计算以及理论推导等方法,对进行回采工作的矿井巷道内发生底臌的现象的机理进行细致分析,研究表明开采工作面上所存在的超前支承压力作用是导致底臌现象的主要原因,过大的超前支承压力作用最终导致巷道内产生挤压流动型和挠曲褶皱型底臌。

  贺永年等[23]进行现场调研分析,对茂名矿区的软岩巷道内发生的底臌现象进行勘擦研究,发现这一地区底臌现象的全过程大致为:顶板及两帮区域处的围岩会伴随着应力的传递而向下移动,两帮处围岩所传递的高应力会使底板部位发生断裂现象,进而导致底板的隆起。

  尤春安,邱龔[24]等人通过对现场工程实践总结,归纳分析了矿井硐室及巷道围岩变形破碎机理并针对影响因素进行了一定探究工作,研究表明硐室的跨度越大,则会导致出现的垂直应力越大,进而引使硐室更容易受到破坏。而在垂直应力保持不变的前提下,硐室内水平应力越大,会加大底板与顶板的破坏程度,但是对于两帮的破坏程度则总体影响较小。研究总结得到利用支护手段使顶板与地板的变形量保持较小程度是确保巷道总体稳定的关键所在。

  侯朝炯等[25]对回采巷道的底臌现象进行了机理分析,研究发现回采巷道底臌的形成主要可以从两个不同的阶段来解析:①开挖程度不大时,巷道底板还未被施工造成比较大的扰动,此时底板0~2.0m内的浅部围岩层会发生向上移动,底板2.0m以外的深部围岩层出现形变,即底板会因为受到一定的作用力产生向上的突起变形,但此时变形力还不是很大;②随着开挖深度和开挖面的不断增加,开挖面将会呈现出复杂的受力情况,底板受到多个方向的挤压导致受力快速变大,浅层岩土向深部岩层进行挤压传力,造成底臌。

  柏建彪、李文峰[26]通过研究分析开挖过程中的底板变形过程,得出其变形所产生的各阶段破坏特性,并发现深井巷道岩层具有“两点三区”的特点,两点为零位移点和零应变点,三区为拉应变上升区、拉应变压缩区、压应变压缩区。

  1.2.2底臌防治技术研究现状

  近年来,虽然国内外学者对巷道底臌机理的研究十分缓慢,但对各种巷道底臌治理措施的进行了深入探究,在工程实际中成功试验出多种防治底臌的方法[23,27,30-40],为我们提供了宝贵的经验。

  何满潮[1,3,36]在研究深部巷道底臌破坏特征的基础上,将深井巷道对于底臌问题的控制划分为了三个级别,分别为:一级控制是加固顶板,通常利用锚索工程实现;二级控制是加固巷道围岩的两帮,通常以锚网耦合技术来实现;三级控制则是利用高强度的锚杆对于硐室巷道底板进行加固控制,

  在底臌产生前要进行预防和治理工作。按照不同的机理,将底臌防治措施分为4大类[27-30,35]:

  (1)落底。落底是一种被动的底臌治理措施,在巷道发生底臌现象后,为了满足巷道生产运营的需要,将底板鼓起的部分清理掉。底臌量大的巷道,通常需要多次落底才能够满足实际生产需要,落底工作通常费用高、时间久、工作量大,同时对两帮及顶板的稳定性造成不良影响。巷道底板布置有轨道或设备时,落底更加困难,落底后还需重新布置设备、铺设轨道。

  (2)其目在于通过对巷道底板或两帮位置处的加固,减小较危险区域的底板破损进而提高底板一定范围内的围岩强度,达到降低巷道底臌量的目的。常用的方法有:搭建封闭式支架、进行底板注浆、打底板锚杆锚索等。

  底板注浆是加固破碎底板岩层的主要方法。影响底板注浆最终效果的影响因素可能有注浆所用材料、注浆时设定的压力、注浆实际、岩层的受力情况等。

  (3)应力控制法。其实质是降低巷道周围围岩的应力,改善围岩应力环境,保持底板岩体的稳定性。常用的方法有卸压法和开挖布置法。

  (4)联合控制法。根据工程现场实际情况,把两种乃至多种不同的工艺方法结合使用,如封闭式支架与底板锚杆加固法、底板爆破卸压与注浆加固法等。联合控制法集多种方法的优点于一身,具有较强的适应能力和控制能力。

  王卫军、侯朝炯等[10,20,27]在数值模拟对比和相似材料研究的基础上,通过加强对软岩巷道两帮及底角的控制,有效降低了回采巷道底臌量。

  目前,国内外的底臌控制技术正是以上四种方法的体现,大多是其中之一,或多种方法的结合。深部巷道及硐室底臌的控制大多采用多种方法相结合,并取得了显著的效果。为高应力深部硐室底臌治理提供了重要的参考价值。

  1.3研究内容

  本文根据深井硐室底臌的变形特征和破坏特征,并借鉴国内其他地区的深度岩巷底臌现象的相关经验,主要对冀中能源集团磁西一号矿-850m水平主井水泵房硐室进行研究和分析,根据开挖中可能产生的硐室底板破坏严重、底臌量大的问题进行研究:

  (1)结合国内外相关的研究开发成果,对国内巷道硐室的底臌进行了整理和分析,总结出特点和规律。针对磁西一号矿-850m水平泵房硐室所处的水文地质情况,提出三种支护方案,简要总结分析了底臌产生的原因、影响因素以及防治措施。根据相关力学理论知识作为基础分析巷道硐室在开挖过程中的受力情况,并由此确定底臌的产生机理和控制措施,推导出底臌量等计算公式。

  (2)利用数值模拟的方法,对提出的支护方案进行对比。论证得出最佳方案后,然后进行参数优化,最终确定最优支护参数并应用于工程实际。

  (3)通过矿压监测,实际观测巷道支护措施的可行性和合理性。

  1.4研究方法及技术路线

  在当前研究阶段应用范围比较广的底臌研究方法有现场实测法、理论计算分析法、相似材料模型试验法和数值分析法。本文将理论分析与数值分析相结合,对底臌产生的机理及支护措施进行了研究。本文的研究方法简述如下:(1)在弹塑性力学和现有理论的基础上,建立硐室底臌的力学模型,利用力学模型进行数据分析,这种方法在一定程度上解释了底臌现象的产生原理,通过理论计算分析底板变形,估算底板形变量,并对其主要影响参数进行定量分析。(2)随着计算机技术的发展,数值模拟在计算各种复杂环境和影响因素的结果越来越精确可信。本文利用FLAC3D数值模拟软件,分析了不同支护方案下底板变形量的变化规律。本文的技术路线见图1.3。

  图1.3研究技术路线

  Fig1.3 Technical route of the research

  2磁西矿泵房支护设计概况

  2.1工程概况

  2.1.1矿井概况

  磁西一号矿井的具体方位在河北省邯郸市峰峰矿区的东部,目前根据探测的情况可知该矿井的煤层主要集中在纵深为1300到1500米的区域内,作为该区域第一个深度开挖的矿井,其开挖具有着非常重要的战略意义,为该区域的其他深度矿井开发提供可借鉴的相关经验。磁西一号矿井开发前的产能设计量为1.8Mt/a,该矿井的主体结构主要有主井、副井和风井三个部分,其开挖方式是立井。表2.1是磁西一号井的主体矿井工程。

  表2.1磁西一号井主体矿井工程

  Table 2.1 The Main Engineering of Cixi Mine

  本文主要通过该矿井的底臌情况进行研究,对煤矿其他部分不再做进一步的介绍。主井-850m水平泵房硐室设计长度62.0m,设计宽度6.3m,设计高度7.15m,硐室净宽5.4m,净高6.7m。泵房内设有6台水泵,水泵电机基础长度5600mm,宽度2100mm,深度1900mm。两泵基础间距3900mm,泵房硐室如下图2.1所示。

  图2.1泵房硐室平面图

  Fig2.1 The plan of pump chamber

  2.1.2水文地质条件

  (1)地质概况

  通过前期地质勘查,结合地质勘探报告发现,磁西一号矿井的整体内部框架是倾角基本在11~17°的倾向南东方向单斜结构,少数地段倾角更高超过20°。整块矿井的构造形态主要是断层结构,延伸方向以东北方向为主,复杂程度为中等。依据该矿井地下850m的地质详细情况见表2.2所示。

  表2.2地质综合柱状表

  Table.2.2 The Geological Columnar Section

  从上表得出该矿井主井-850米水平泵房硐室所处的位置基本是有粗粒砂岩和泥质粉砂岩组成,这部分岩层的特性是胶结不均匀,且密度较大,容易发生脆性变形,但是该岩层强度不高,容易被扰动,因硐室所处深度较高,因此岩层的受力情况比较复杂,相应的支护措施不到位很容易造成硐室发生突起变形甚至坍塌。

  (2)水文概况

  磁西一号矿井所在的矿区地理环境比较平和,地表地势为丘陵,因该区域内存在滏阳河,因此矿区内都有一定的地表水,滏阳河河水流速分布不是很均匀,经相关信息查询可知平均流量是11.7m3/s。该河厚度较大,流经区域也比较广,因河床主要有砂卵石构成因此隔水性能比较良好。季节性因素在该矿区内影响因素比较低,因此在本文研究中心忽略此方面影响。

  2.2支护原则

  (1)硐室底部岩层的受力情况决定其受力形式和稳定能力,因此在开挖前要尽可能将硐室或硐室布置在岩性较好的区域。

  (2)硐室底板难免会受到水的侵蚀。一旦遇水,底板岩体的强度将发生变化,甚至发生崩裂和潮解。因此深度硐室的开挖施工过程应时刻注意地板的出水和排水状况,监视硐室地板下的岩层受力情况,这是最有效的预防手段。

  (3)若硐室或硐室底板岩性较差,可利用相关措施对地板岩层进行加固,来提高其承载力,防止出现断层或垮塌的情况发生。目前应用比较广泛的加固措施有锚固和高压注浆等手段,根据实施情况来说是有比较好的效果。

  (4)在硐室围岩局部高应力区,根据工程实际情况选择合适的支护技术,改善围岩应力分布状态,尽量避免高应力向硐室薄弱环节转移。

  (5)根据实际情况所采用的支护措施应该既具有合理性又具备经济性,争取使用较少成本就能达到相关支护要求,保障人身财产安全的同时又能提高开挖进度。

  2.3支护方案

  通过矿井的实际考察并根据相关地质情况和勘察资料等发现磁西煤矿一号井底下850米水平的泵房硐室类型是软岩变形范畴,因该硐室深度较大,因此受力情况难以分析,再加上硐室地板岩层强度不高因此很容易出现底臌现象。本文的研究方向为硐室底臌破坏机理及控制技术,在固定顶帮支护方案的基础上,对不同的底板加固方案进行对比分析。

  2.3.1顶板和两帮支护

  该硐室主要的支护措施是利用锚网索喷结合高压注浆的方式,硐室刚开始施工时即以锚网索喷作为一次支护的主要结构,再利用钢筋梯讲所有的锚杆链接起来,锚索在搭接过程中为了增加其强度利用T型钢带进行串接;在锚网的断面夹层再辐射网状金属带,敷设完成后及时喷射C20混凝土,喷射厚度不得低于120毫米,待喷射层成型后再浇筑混凝土;对基础部分采用锚网索喷支护,以此增强主动支护,防止基础失稳。

  硐室支护措施各材料的相关参数:

  (1)锚索:硐室的顶部预计共敷设九根锚索,每根锚索规格为17.8*8500mm,相连两根锚索之间的距离大约为1600mm,锚索间再均匀敷设T型钢带成网状进行搭接;经测定锚固长度大于2000mm,锚固力不小于250KN时方为敷设合格。

  (2)锚杆:链接所使用的锚杆一般为预应力型,每根锚杆的规格为22*2400mm,相连锚杆之间的间距为800mm;经测定锚固长度大于1000mm,锚固力不小于150KN时为合格,否则应进行调整。

  (3)注浆锚杆:由无缝钢管加工合成,注浆锚杆的规格是25*2200mm,锚杆之间的间距为1600mm,敷设时应考虑每根锚杆的注浆范围,保证无留白。

  (4)金属网:有Ф6.5mm圆钢加工而成,圆钢分布均匀,每张金属网的规格为1100*2100mm,金属网网格为正常性,规格是100mm。

  (5)喷射混凝土:混凝土强度为C20,原料配比1:2:2,喷射时的厚度不得少于120mm,否则必须趁其未干时补喷。

  2.3.2底板支护

  主井-850m水平泵房硐室总长62.0m,此处以图4.1中B-B断面为例进行底板支护加固设计。通过查阅相关资料文献可知,在底臌治理中常见的方法有反底拱、反底梁、底板锚注、底板锚索等,但前两种方法对于生产运营中及新开挖的硐室难以实施,万不得己通常不用。通过第三章对底臌控制方法的了解,并结合磁西矿泵房硐室的实际工程情况,提出了如图2.2所示的3种底板加固方案:

  方案1:底板锚杆;

  方案2:底板锚注;

  方案3:底板锚注+预应力锚索束;

  方案1

  方案2方案3

  图2.2底板加固方案

  Fig 2.2The plan of base plate reinforcement

  具体支护参数如下:

  (1)底板锚杆:链接所使用的锚杆一般为预应力型,每根锚杆的规格为22*2400mm,相连锚杆之间的间距为800mm;

  (2)底板注浆锚杆:每个断面共布置4根底板注浆锚杆,与锚索间隔布置,规格Φ25×1400mm,间排距1600mm×1600mm;

  (3)底板锚索:底板中心布置1根,每个断面共布置3根底板锚索。规格Ф17.8×8500mm,间排距1600mm×1600mm。

  2.4施工工序

  锚固支护等比较重要的工序必须要保证其工序施工过程的质量符合相关规范要求[72]。

  (1)开挖前认真清理施工现场,准备好施工所有机具和材料。清理预施工区域的杂物和建筑垃圾,保证施工时不受影响,根据勘察设计图纸在施工前标注出该区域的锚杆和锚索位置,利用打夯机将表面处理凭证。

  (2)安装锚杆和锚索:根据之前标记处的点位进行打孔,完毕后及时清孔并压入锚杆和锚索,推压过程中注意锚杆和锚索的垂直度,然后对锚杆和锚索安装钢带或托盘将其连接起来,整体连接完成后对锚杆和锚索进行张拉,强度必须符合要求。

  (3)注浆锚杆:根据设计图纸要求对该区域钻注浆孔,数量和位置必须满足相关要求,钻孔完成后及时清孔防止注浆孔坍塌,将注浆锚杆压入注浆孔中,利用泵压机将注浆锚杆和注浆机连接起来并设置好浆液回收装置,先注入清水进行试验,合格后将调制好的灌浆料通过泵压机注入锚杆中,注浆压力符合相关要求方可停止注浆,所有锚杆注浆完成后应及时清理相关设备并处理施工现场撒漏的注浆料。

  (4)底板锚索束:地板锚索的注浆过程与上述基本相同,只是注浆之后要及时进行预应力张拉,预应力载荷必须符合相关要求才能停止张拉。

  2.5施工工艺

  底臌是深井硐室底板破坏的主要形式[43]。针对深井硐室面临的复杂底臌问题,根据相关经验和研究采用地板锚注加预应力锚索束的方式进行硐室支护,这种新型的联合支护措施与以往的传统支护方法相比其强度更高,支护范围更广,同时对硐室底板岩层进行主动加固,因此对于底板的防护更加全面。

  预应力锚索束施工工序过程主要有下面四个步骤:

  (1)锚索束孔打钻

  1)钻孔机选择:根据该矿井的地质情况和施工条件选择钻机型号为DZQ-100。

  2)钻机安装:根据施工要求标注出钻机的摆放位置,组装前对钻孔机的各部位进行外观检查,保证钻机的完好,同时加固钻孔机基础,减少钻孔过程中出现的振动和偏移现象。

  3)开孔位置:钻孔位置应当符合设计图纸要求,各方位偏差不得超过100mm。

  4)钻孔直径与深度:根据设计图纸要求孔径为90mm,孔深不得小于8.0m,但不得大于8.05m,钻孔完成后续需及时清孔,锚索束安装必须符合相关要求。

  钻孔机型号为DZQ-100,目前该钻机发展非常成熟,已成功应用到各大施工现场中,其主要性能参数见表2.3,结构简图见图2.3。钻孔机安装固定到基础上后连接其他配套设施,必须进出水管、泥土回收装置等,根据设计图纸的相关要求打孔至设计深度后停止,若在钻孔构成中发现钻孔周围有塌落现象,可以进行预注浆来增加周围土层强度,待注浆料强度达到要求时再重新打孔即可。

  表2.3 DZQ-100型钻机主要技术参数

  Table 2.3The main technical parameters of DZQ-100 Rig

  (2)锚索束制作与安装

  1)锚索束的主要构成材料是钢绞线,钢绞线规格为17.8*8500mm,钢索束材料在选择时应进行仔细检查,钢绞线的外观应符合相关要求,同时钢绞线的断筋率应符合设计要求,如果发现钢绞线存在上述缺陷,应当截去存在缺陷的部分,钢绞线表面出现锈蚀时应当进行清理,先利用工具将该区域的浮绣和锈渣处理干净,然后涂抹上防锈油脂,然后再进行钢索束的制作成型,绑扎完成后可以采用聚乙烯管将其包裹住,然后将两端管口封闭即可。

  图2.3 DZQ-100型钻机结构图

  Fig 2.3DZQ-100 Rigstructure drawing

  1-底座支架;2-回转机构;3-推进机构;4-操纵阀机构;5-冲击器机构

  2)截取的钢绞线长度应当符合设计要求,铰接完成后进行捋直,在锚索束两端各安装一个隔离固定架,锚索束前端、隔离固定架中间及居锚索束前端4米处均绑扎铁丝将其固定住,完成上述工序后的锚索束断面见图2.4。锚索束两端安装隔离固定架的主要目的是增大锚索束的弯折角度,使其与注浆料充分接触避免出现局部真空的情况,加大粘附度。

  3)锚索束安装前要对其安装方位和钻孔深度进行仔细检查,并确定成型后的钻孔符合相关要求,孔内成型正常,深度和垂直度偏差符合设计图纸要求。锚索束在压入过程中是时刻观测器垂直度和压入深度,防止出现偏斜或过深过浅的情况发生,另外在压入过程中应保护好聚乙烯套管的完整性,以免后期在使用锚索束时影响其力学性能。

  (3)水泥浆注孔

  1)硐室地板的注浆方式一般是风动注浆,这种方式的好处是对岩层的扰动影响较小。锚索束达到设计位置后及时浇灌配有配置好的水泥浆,同时根据实际情况加入一定量的减水剂促进其快速成型。为了使灌浆后的锚索束达到设计强度的要求,水泥浆在浇筑前应该严格控制其配合比,搅拌均匀后方可进行注浆,注浆过程不可中断,否则应及时清理并重新注浆,注浆时应充分搅拌水泥浆防止其局部出现凝固导致影响注浆效果。

  图2.4锚索束结构图

  Fig 2.4Cable bundle structure drawing

  2)锚索锚固段注浆完成等待其注浆强度达到设计初凝要求时即可进行自由段注浆。注浆开始前为了防止自由段注浆效果受到影响,应利用塑料管将其隔离开来,通过使用注浆泵胶管将两端连接起来,待自由段注浆高度符合设计要求后即停止注浆,但此时不能进行张拉,必须等水泥浆的强度符合相关要求后方可实施张拉工序。矿井内的注浆方式一般可分为化学和水泥注浆,国内大多数都是使用水泥注浆方式。水泥注浆系统相对比较成熟,但化学注浆最近也开始应用起来,其整套设施简图见图2.5。

  3)水泥注浆主要工序。首先根据设计要求配置好各材料配比,水灰比的设计值一般为0.6~0.8:1,水玻璃用量通常不会太高,其占比一般不会超过10%。注浆泵配套的注浆管一般都能承受较大的冲击力,所使用的口径可根据灌注速度和灌注面积来选择。

  图2.5井下注浆工艺系统布置图

  Fig 2.5The grouting process system layout in mine

  4)注浆设备。化学注浆系统所使用的的注浆泵一般为气动式,根据磁西一号矿井地下硐室的地质情况选择的型号为ZBQ—5/12,该注浆泵的外观及内部结构简图见图4.7所示。进浆管路、出浆管路以及进风管路均可以根据实际所需进行选择。

  图2.6 ZBQ-5/12型注浆泵结构图

  Fig 2.6ZBQ-5/12 Injection pump structure drawing

  1-压缩空气进口;2-进气阀;3-进气调节阀门;4-马达换向阀;5-气动马达

  6-油雾器;7-出浆管;8-出浆压力表;9-吸浆口A;10-吸浆口B;11-柱塞泵

  5)注浆压力。注浆时的压力选择可以直接决定浆液的扩散范围,也与注浆质量和注浆效果挂钩,因此注浆压力的选定一定要进行综合考虑。影响注浆压力的重要因素一般有地质情况、注浆料、注浆时间及注浆方式等。根据磁西一号矿-850m水平泵房硐室所处的水文地质情况及顶底板围岩的受力状况、注浆料类型等进行综合考虑和分析后勘察设计方确定了注浆终压为6Mpa,地板锚索束的注浆压力区间为[6,8]Mpa。

  (4)预应力张拉

  锚索束注浆后其强度符合设计要求即可进行预张拉,预张拉前还必须检查两端孔口的成型情况,并对孔口进行平整,完成后在两端安装锚具和固定装置,并利用千斤顶来进行预应力张拉。整个预应力张拉过程应符合设计的所有要求,采用逐级循环张拉,张拉强度必须满足要求,最好采用压力表齐全的电动或气动机具。

  2.6小结

  本章主要介绍了井下硐室支护的方式选择和支护过程,主要根据当地的实际情况以及以往类似问题的相关经验,并结合国内外研究现状并依据硐室底板的支护原则,在固定顶帮处支护方案的前提下,提出三种底板加固方案。最后说明了施工顺序和锚索束的施工工艺。

  3磁西矿泵房底臌机理分析及防治措施

  3.1泵房底臌影响因素

  (1)围岩特性与受力情况分析

  地板围岩的特性及所受力的状态对于硐室底臌现象的产生有着非常直接的因果关系,两者间的联系为:

  1)底臌产生的原因与地板岩层的结构与受力状态有直接关联;

  2)岩层的软硬度与地板底臌的作用范围有关;

  3)在一定程度内软岩厚度与底臌作用范围成正比关系,当其厚度大于硐室宽度时底臌作用范围逐渐趋向于平缓并收敛至某一固定值。

  结合磁西矿水文地质条件分析,泵房硐室底板结构破碎,其底板的岩层组成主要是粗粒砂岩和泥质粉砂岩,这两种岩层的特性前章已经介绍过,因为岩石强度一般,抗干扰能力差。若不及时支护,会加速硐室围岩变形。

  (2)支护强度

  硐室底板没有支护或支护措施不全面的原因为:

  1)在对硐室进行支护加固时,一般认为两围和顶板危险系数比较高,所以只会支护这三边即可,再加上底板支护容易导致人员行动和施工不便,因此底板一般支护措施都比较少。

  2)挖底出碴、砌筑底拱。

  3)底板加固施工难度较大。

  4)底板加固后的防治效果达不到预期要求,不仅要清理损坏部分的支护,还要耗费人力物力进行二次返修,影响正常生产运行。这些都是硐室底臌量一直大于顶板沉降量的重要原因。

  磁西矿泵房硐室最初设计支护形式为顶帮锚网带索喷注的联合支护,底板处于敞开状态,未进行任何加固支护。由于底板岩体破碎,岩体强度较低,在应力不大时就会产生较大的底臌量。并且在硐室周边应力集中程度高,再加上空气和水的侵蚀作用,使得底板成为整个加固体系的最薄弱环节。因此,应对泵房硐室的底板进行合理的支护加固。加固方法主要为底板锚杆、底板锚注和联合支护等。

  (3)断面形状

  巷道和硐室的断面结构也会对围岩产生很大的影响[44],从相关经验和研究发现巷道和硐室的断面为曲线形则可以减缓围岩的受力情况,这对保持硐室的稳定性是非常有帮助的。硐室的的断面形状一般会拱形或圆形,则可以很好的防止硐室底板出现底臌现象。但是最终硐室的断面形状得根据周围实际环境来构建,其影响因素有交通便利性、经济性、开挖便利性和硐室利用率等因素[45]。

  根据弹塑性力学相关理论和相关文献可知,防止底臌产生的最佳硐室的断面为圆形。为提高断面利用率,磁西矿泵房硐室将断面设置为直墙半圆拱形。这样以来,硐室底板周围便无法形成稳定的承载拱,在围岩应力作用下致使底板突出,产生底臌。

  (4)水理作用

  水的存在于绝大多数硐室中,也是导致底板底臌的原因:

  1)底板围岩受地下水侵蚀后,其岩体强度降低,易受破坏。

  2)当底板岩层中的粘土矿物含量较高时,底板经过水的浸泡后便会发生泥化和破裂现象,直至底板岩体强度完全丧失,最终产生底臌。

  3)当底板含有较多的膨胀性岩体时,例如蒙脱石、伊利石、高岭石等,当硐室底板表面有水时,水与裸露的底板岩体接触,加速了底板岩层的体积膨胀,使围岩强度大大降低,最终产生膨胀型底鼓[46-48]。

  根据第二章磁西矿工程概况可知,地下水对泵房硐室的开采几乎没有影响。

  (5)岩层应力

  岩层受力情况与底板底臌的形成有着直接关系[49]。随着岩层应力不断增大,底臌现象也越来越严重。因此,深部硐室的底臌量远远大于浅硐室的底臌量。

  垂直应力与水平应力都会导致底臌现象发生,专家学者通过通过试验得出:大部分底臌现象的产生是因为底板所受的垂直应力所导致的,当存在其他方向的应力时底板岩层破坏呈倒三角形或倒阶梯状。

  磁西矿泵房硐室的埋深达850m以上,属于深井硐室,地压力非常大。当硐室周围岩体强度高、岩层厚度大、岩体胶结性良好时,岩层应力对围岩变形的影响并不明显;而当硐室周围围岩为强度低的砂岩、泥岩时,在上覆岩层重力的影响下,硐室底板极易发生破碎及流变破坏,进而产生底臌。因此,磁西矿泵房硐室底板破坏现象与其埋深大而受到高地应力的情况是息息相关的。

  由此可知,围岩性质与结构状态、支护强度、断面形状、水理作用和岩层应力是影响硐室底臌的主要因素[50-52]。由于其中的岩层应力是自然因素,而硐室断面形状与煤矿设计规划有关。所以,应当从围岩性质与结构状态、支护强度这两方面着手来控制磁西矿泵房硐室的底臌。

  3.2泵房底臌力学机理

  3.2.1应力型底臌

  (1)磁西矿泵房硐室底臌类型分析

  应力型底臌产生主要原因主要是硐室围岩压力。通过上一章对磁西矿工程概况的介绍及底臌影响因素的分析可知,磁西矿泵房硐室埋深大,属于深井硐室,处于高地应力状态。硐室在施工过程中随着开挖面的逐渐推进和扩大,围岩所受到的扰动也会越来越大,使得应力集中转移至底板深部[53-55],当底板岩体所受应力大于其最大承载力时,岩体的弹性能通过底板岩体破损而被释放,最终产生底臌。泵房硐室底板岩体多为砂岩,岩层中的高岭石、蒙脱石和伊利石等具有膨胀性矿物质含量低,加之硐室内水流量在0.1m3/s以内,对矿井开采几乎没有影响,排除会产生膨胀型底臌和塑性挤出型底臌的可能。因此,磁西矿泵房硐室底臌类型为应力型底臌。

  (2)应力型底臌力学机理分析

  当岩体未进行开掘时,通常处于弹性变形状态,受到的垂直应力等于上覆岩层的重力。当开挖硐室后,便会在硐室周围一定范围内形成多种应力相互作用的情况,根据相关力学特性将硐室两帮的增加应力叫做支承压力[56-57],如图3.1所示。

  图3.1硐室两侧的支承压力分布

  Fig 3.1 Thedistribution of supporting pressure on sides of floor

  图3.1中,a代表硐室的平均半径,b代表硐室所受应力的平衡区域,为平衡区域内硐室两帮所受到的支承压力,表示硐室围岩在施工前所受到的应力,其中γ表示围岩重度,H则是硐室的深度。从上图可以看出b处的压力最大,此时的支承压力为kγH(k为应力集中系数,根据实际情况通常取值范围为[2,3]),对该区域进行分析[49]:

  b的宽度计算公式为:

  (3.1)

  该区域支承压力的计算方程式为:

  (3.2)

  上述计算式中:c表示储煤区域与硐室顶板、底板围岩之间的粘聚力,表示这两部分之间接触的内摩擦角;M表示储煤区域的厚度;A代表硐室两测所受到的压力系数;代表在对硐室两帮进行支护时所受到的阻力。

  根据b的宽度计算公式可知影响b的主要因素有:储煤区域厚度、硐室两帮支护阻力、硐室顶底部围岩所受到的应力、硐室所在的深度等,其影响因素较多,因此在设计时应该综合考虑。

  从公式3.2可知,宽度b与煤柱作用于底板的垂直应力成正比关系,宽度越大,底板岩层越容易遭到损坏,底板越容易遭受损坏,底臌现象就会越发明显。

  在总结大量工程实践,并结合前人对硐室围岩变形的模拟研究可知深度硐室地板围岩的受力情况非常复杂,在开挖施工过程中随着开挖面积的逐渐扩大,围岩所承受的应力会越来越大,当围岩承载力不足以支撑其受到的应力时围岩将会遭到破坏,即在矿山压力作用下,硐室底脚处先发生破坏,随着开挖时间推移,在应力重分布过程中底板受压持续增大,致使硐室地板围岩区域的破坏范围不断增加,最终形成底臌现象。具体原因如下:

  (1)硐室开挖后,硐室顶板压力通过两侧作用于硐室底板,使硐室底板压力逐渐增大,进而产生底臌。

  (2)硐室在开挖施工过程中很容易在底部与两侧交接的位置造成应力集中,这部分应力难以转移或者消除,当底部所受到的应力无法平衡时很容易产生底臌,因此硐室底角区域的围岩强度不高造成底板承载能力弱,加速了底板隆起现象的发生。

  据此,建立了应力型底臌力学模型,如图(3.2)所示。

  图3.2底板的破坏带分区

  Fig3.2The failure zone division of floor

  图3.2中a代表硐室的平均半径,b代表硐室所受应力的平衡区域;I区表示硐室底板主动受压的破坏区,Ⅱ区为过渡区,Ⅲ区表示硐室地板受力挤压区。代表硐室底板所受到的压力,为方便后续的计算过程,将作用在底板极限平衡区的支承压力简化为均布荷载,并根据最不利情况进行计算。因此,可以看出

  (3.3)

  当底板岩层处于极限平衡状态时,底板的极限承载力为:

  (3.4)

  上述方程式中:表示硐室底板围岩所能承受的最大载荷;c表示硐室底板区域围岩之间的粘聚力;φ表示硐室底板与相接触的围岩之间的内摩擦角;M表示储煤区域的厚度。

  根据公式3.4可知底板所能承受的载荷与c和φ的取值成正比关系,因此代入各符号数值后计算出的结果见表3.1所示。

  表3.1硐室底板极限承载力

  Table3.1 Theultimate bearing capacity of floor

  通过对硐室底板进行受力分析,可以看出:

  当时,硐室底板岩体处于稳定状态,底板不会发生破坏,无底臌。

  当时,硐室底板岩体的承载力已超越其最大载荷,岩体会遭到结构破坏,另外I区岩体会横向延伸导致Ⅱ区也受到挤压,最终扩展后会同时挤压Ⅲ区,从而使底板表面岩体产生被迫向上的运动趋势,底板破坏产生底臌。

  如图3.3可知当ABC区域内的受力q被其他的应力挤压并破坏时就会导致硐室底板出现底臌现象,因此必须计算出ABC区域应力q的大小。

  图3.3底板滑移线

  Fig3.3Theslip line of floor

  为了便于后续计算,将作用在ABC区域的应力q简化为作用在底板上的均布载荷,不考虑其他方向的受力,将其近似等于支承压力与底板极限承载力的算数差,其计算表达式为:

  (3.5)

  通过上述计算公式发现底臌的产生主要与底板围岩受力情况及围岩承载能力有直接关系。

  3.底臌量的理论计算

  有学者将底板视为两侧固定的无限长板与实际情况有一定的差距,因为底板围岩并不是均匀的,其不同区域的岩石组成和结构都有一定的区别,其受力极限也会不同,因此不可能在整个硐室中全部出现底臌现象,只有在底板岩石软弱的区域或高地应力场周围出现底臌。当底臌段底板宽长比不够小时,不能将两侧固定无限长板作为力学模型,底板岩层应简化为四边固支弹性板在均布荷载作用下的力学模型。

  本文为了便于计算将硐室底板简化矩形薄板,并受垂直方向的均布荷载。取单位宽度的单位条,以直接底厚度为模型厚度。挠度w近似为硐室底臌量[61]。

  图3.4硐室底板受力图

  Fig 3.4The stress diagram of floor

  图3.5底臌量计算的板模型

  Fig3.5The plate model for floor heave calculation

  从上述简化过的矩形模型中截取单位长度的矩形块作为分析对象,研究其在受力时所产生的的形变趋势。

  图3.6单元条计算模型

  Fig 3.6The calculation model of element strip

  如图3.6所示将该矩形块所受到的力简化为竖向均布载荷q,假设任何剖面所受到的弯矩为M,固定端的弯矩值假设为M0,则三者之间的函数关系式为:

  (3.6)

  其挠度的函数表达方程则变成:

  (3.7)

  因为矩形块左右上下均为对称结构,因此可以通过下述假设条件来推算出矩形块的挠度方程

  当x=0和时,

  当x=0时,w=0

  上述三个假设条件下推算出底臌量w的函数方程式:

  (3.8)

  因为在实际情况下硐室底板围岩的重量也是比较重要的影响因素,因此修正后的函数方程式变为:

  (3.9)

  上述方程式中,D表示硐室底板的抗弯刚度值,a表示硐室的设计宽度;γ代表围岩重度,h则是硐室底板围岩的平均厚度。

  3.2.2膨胀型底臌

  当硐室底板中膨胀性岩石的含量较高时,容易产生膨胀型底臌[58]。膨胀性岩石主要包括:蒙脱石、伊利石、高岭石等。硐室底板遭到地下水浸湿后底板区域的围岩将会发生变化,会产生一定的膨胀量导致围岩向外扩展继而造成底板向内凸起。因此根据硐室的深度和底板围岩特性要及时对地板进行支护和加固,防止出现膨胀型底臌[59]。

  井下硐室在开挖过程中,对于开挖区域内的围岩所受到的应力应进行检测和分析,防止围岩出现结构破坏或坍塌等现象的发生,特别是防止水与该区域围岩进行直接接触,深度硐室底板围岩的强度一般都不会太高,经过水浸湿后其强度还会快速下降[60],最终将使硐室底板丧失强度,产生膨胀型底臌。

  3.2.3塑性挤出型底臌

  当硐室底板岩层由强度较低的物质组成时,那么围岩的软弱度会比较高,而作用在该区域的应力大于其屈服强度时,围岩将会发生结构破坏并出现断层现象,这些物质会朝着其他区域流动导致硐室底板受力发生很大变化,从而产生塑性挤出型底臌[62]。

  3.3底臌控制措施

  3.3.1底臌控制的基本思想

  根据前面分析,产生硐室底臌的客观因素主要以下几方面:高地压、围岩性质与结构、硐室开挖引起的围岩应力状态变化、岩体遇水软化等,所以在提出底臌控制对策时应当根据客观条件制定。由于底臌与围岩各质点处的最大主应力值有关,而各质点处的最大主应力值与围岩应力集中程度有关,而应力集中程度又与地压有关,但原始地压是不可改变的物理量,所以控制底鼓的首要思想是降低围岩的应力集中程度。底臌不仅与围岩中各质点最大主应力值有关,还与围岩中各质点的最小主应力值有关。因此,控制底鼓的第二个基本思想是增大围岩中各质点处的最小主应力,以减小最大主应力与最小主应力两者之间的差值,从而导致围岩岩体流变的应力值降低到破坏强度之下,降低了围岩不稳定状态发生的风险,从而能够在最大程度上降低围岩中各质点的位移量。底臌现象的发生除了与围岩应力状态有关,还与围岩强度有关。当底板围岩破碎、底板浸水时,致使底板强度大幅降低,稳定蠕变将会转化成不稳定蠕变。因此增大底板岩体整体性,是防治底臌的第三个基本思路。

  3.3.2底臌控制的基本手段

  与控制底臌的三种基本思想相对应,提出三种防治底臌发生的基本方法。

  (1)控制顶底治两帮。通过对顶底板的控制,可以在很大程度上降低帮部的环向地应力。

  (2)直接控制底板。利用底板锚杆(索)对底板进行直接控制,在最大程度上提升底板岩体的径向应力[63]。

  (3)底板注浆。通过底板注浆,提高底板岩体整体性的同时也提高了岩体最大承载能力。并且能够保护硐室底板岩体不再受地面水浸泡,防止底板岩体强度的削弱。

  3.3.3底臌控制机理分析

  与上述底臌控制基本手段相对应,控制底臌的力学机理可分为为以下2种。

  1.应力削弱原理

  图3.7承载拱形成示意图

  Fig 3.7The forming diagram of bearing arch

  随着硐室的开挖,松动圈出现,使得本应由硐室所处位置岩体传递的地应力,通过松动圈外围稳定岩体承担传递。此时,松动圈自然形成一承载拱,以此承担外围岩体的作用力(如图3.7所示)。由于松动圈外围也受到环向应力,环向应力圈也是一个承载拱。因此松动圈承载拱会受到来自松动圈外围环向应力圈的挤压[64]。图3.7清楚地表明,顶板锚索与底板锚索的设置,对两个承载拱左右两侧的应力和变形控制效果十分明显,总结如下:

  (1)承载拱应力削弱效应

  通过在顶板和底板布置锚索,提供了从松动圈承载拱内部向两拱之外的力,大大减小了两拱两侧截面上的轴向力(如图3.8所示),从而大大降低了左右拱的破坏应力和径向应变,对降低围岩与支护之间的压力起到了重要作用。

  图3.8承载拱应力削弱效应

  Fig 3.8The stress weakening effect of bearing arch

  (2)外围岩体应力削弱效应

  如图3.8所示,顶底板锚索借助托盘,对围岩施加了径向外力。岩石具有较大的内摩擦角,使得径向外力具有较大的覆盖范围。在其有效覆盖范围内,该力在一定范围内大大削弱了硐室围岩的地应力,因此两个承载拱外的围岩应力大大减小。特别要注意的是,托盘力的范围不是下图中三角形样式的覆盖范围,在这里对其覆盖范围进行了理想化的处理,以此更容易对问题进行阐述。

  另外,根据现代力学理论,只有当顶板和底板同时布置锚索时,才能产生对上述应力的弱化效应。

  根据以上分析,可以看出,应力弱化原理的实质是将硐室附近围岩所承受的应力转移到更远处的围岩中,在很大程度上降低了应力集中程度,从而利用大范围的岩体来承担高密度集中应力即硐室附近围岩所应承担的应力,因此上述围岩应力弱化原理的实质也是围岩集中应力传递原理[65]。

  图3.9外围岩体应力削弱原理示意图

  Fig3.9The schematic diagram of stress weakening principle of surrounding rock mass

  推论:在改变顶板和底板应力状态的同时,两帮围岩的竖向应力与环向应力在顶底板施加锚索支护后大幅度降低。同样,提高两帮的支护强度,也可以大大降低顶板和底板岩体的水平应力和环向应力,从而有效地抑制底板变形破坏量。通过图3.7a,证明了下式成立。

  N1>N1',N2>N2'(3.10)

  竖向应力削弱原理的物理含义通过上式表达出来。根据第三强度理论,垂直应力的大幅度降低将大大提高两帮岩体的抗破坏能力,从而有效地抑制两帮围岩剥落的发生。通过对顶板和底板的控制,间接抑制了片帮现象的发生,因此可以推断硐室两帮同顶底板的稳定性是相关联的。

  2.承载拱原理

  根据以上分析,硐室开挖后周围存在松动圈。虽然松动圈承载能力大大降低,但由于它是一个封闭的拱形结构,仍然具有一定的承载力,也就是说,可以将它当作一个承载拱进行分析[66]。基于以上观点,在对硐室支护进行设计时,便有了清晰的思路。从以下几个方面进行分析:

  ①注浆加固原理[53-54]:该承载拱主要的受力,来自于承载拱外围的环向应力圈,环向应力圈对其施加径向压力。抵抗外围压力的方法有很多种,但提高围岩自身的承载力是首选,因此注浆加固是提高岩体自身强度的最佳途径。

  ②力平衡原理

  图3.10力平衡原理示意图

  Fig3.10The schematic diagram of force balance principle

  由图3.10可以看出,在松动圈承载拱内外压力达到平衡时,松动圈此刻处于静力平衡状态,硐室将稳定并停止变形。要实现这一目标,只有一种思路,就是通过支撑施加反作用力,上下左右施加的反作用力应形成平衡状态。一般情况下,很容易在硐室顶板及两帮施加反作用力,可以通过锚索和金属支架来实现。但由于缺乏有效的施工设备,在硐室底板施加反向作用力相对困难。图3.9中清楚地表明,当底板无底梁或锚索时,应在下方承载拱上侧施加向下的作用力,以平衡承载拱下方向上的作用力。如果底板岩体软弱未加固,底板会很容易遭到破坏并向上隆起形产生底臌。随着底板的破坏,两帮底角处的岩体发生破碎,进而削弱了硐室两帮部岩体的承载能力,使帮部承载拱遭到破坏。而帮部承载拱的破坏将直接导致上承拱的承载效果大幅度下降。从这一系列的变形破坏可以看出对硐室底板的支护加固是不容忽视的。

  通过对硐室底臌的力学机理分析,在围岩松动圈内进行注浆加固措施,一方面可以使整个松动圈形成一个完整的封闭结构,从而使承载拱的承载能力得到明显提升;另一方面,浆液的扩散,也提高了拱下部岩体的承压能力,从更大范围上提高了底板下方岩体的整体强度;第三,底板注浆还可将底板松动圈内的水挤压排除,使底板岩体浸水软化现象得到有效控制。如果此时布置底板锚索,对承载拱下方岩体施加向下的作用力,那么承载拱的承载能力将进一步提升。这就是承载拱稳定硐室围岩原理。

  3.4小结

  本章首先介绍了硐室底臌的不同分类标准和底臌的影响因素,并结合磁西矿水文地质条件,指明了影响泵房硐室底臌的主要因素有:围岩性质与结构状态、支护强度、断面形状和岩层应力。其次将底臌进行了分类,分别应力型底臌、膨胀型底臌和塑性挤出型底臌。经过分析,得出磁西矿泵房硐室的底臌类型为应力型底臌。依据现代力学理论,对硐室底板发生底臌的主要原因进行了分析,并根据实际情况结合理论知识构建受力模型,推导出底板岩体极限承载力和底臌量估算的表达式。此外,简单介绍了另外两种类型底臌的影响因素及产生机理。最后,从底臌控制的基本思想出发,介绍了底臌控制的基本方法,并给出布置顶底板锚索及底板注浆控制底臌的两个原则:①应力弱化原则:将硐室近距离围岩所承受的应力转移到更深处,扩大了分担集中应力的围岩范围,从而降低了硐室开挖面附近的应力集中,使高密度集中应力得到分担;②承载拱原理:硐室开挖后出现围岩松动圈。虽然松动圈已经失去较大的承载力,但它是一个封闭的拱结构,所以它仍然具有一定的承载力,也就是说,它应该被视为承载拱来处理。通过布置顶底板锚索和底板注浆等措施,提高了松动圈的稳定性和强度,有效地抑制了底臌产生。

  4泵房硐室底板加固方案的数值模拟分析

  4.1数值模拟软件

  在岩土工程应用领域对于力学性能的相关分析方法有很多种,目前主流的方法有限差分法、离散元法、有限元法等等[62]。同时应用范围比较广的分析软件也有很多,比如FLAC(3D)、UDEC、ANSYS等,这些分析软件的开发度都有比较成熟,因此无论是国内还是国际上都有比较通用的。而随着全球浅层资源的可用量逐渐减少,对于深层结构的分析需求也是日益迫切,所以这些分析软件也有着很多研发人员继续进行深度开发和升级,为了能够实现数据库相互利用和转换的功能,目前已经开发出将不同软件进行相互对接的模块,因此这些分析软件将会更加综合和强大。岩土工程有着非常复杂地势环境和受力情况,特别是比较深的岩土受力分析以及区域边界确定等,都给其结构受力分析制造了很多困难,但数值计算软件可以有效解决岩土工程领域的许多受力模型分析。近十年来我国大力发展基建工作和深度资源开发,因此岩土工程的发展水平在很大程度代表着我国建设工程所处的位置,而数值模拟分析在岩土工程中是非常重要的组成部分,因此它数值模拟分析的重要性不言而喻[67]。

  FLAC(3D)分析软件目前在地震效应、软岩流变等问题的处理分析中有着非常明显的优势[68-69],因此本文主要利用该软件处理和分析相应的力学模型。利用软件中的结构单元对硐室底板的支护措施进行受力分析,提高的计算效率。

  4.2模型的建立

  4.2.1基本假设

  数值分析过程中为了方便计算,提高计算效率,在不会大幅降低精度的前提下回对实际工况进行处理,也就是主要考虑关键因素,而对于一些非关键因素或比较次要的因素会直接忽略[70]。因此本文在进行受力模型分析前提出下列假设:

  1)忽略硐室开挖过程中围岩力学指标和渗流的作用。

  2)利用摩尔-库伦(Mohr-Coulomb)准则来模拟实际情况下硐室底板的围岩特性。

  3)开挖面用null模型代替,相关计算过程需考虑受力变形。

  4.2.2参数选择

  本案例所处的岩层岩性为粉砂岩、砂质泥岩、泥质粉砂岩。根据现场调查、力学参数试验和地质勘探报告,结合岩体质量分级体系,确定了岩体质量等级。通过对取样的岩石进行室内岩石物理力学试验,得到其单轴抗压强度等物理力学参数。锚杆和锚索的力学参数通过制造厂家出具的合格证获得。喷射混凝土的力学参数通过工程类比法确定。围岩及支护结构的物理力学参数如表4.1所示。

  表4.1围岩及支护结构的物理力学参数

  Table4.1Physical and mechanical parameters of surrounding rock and supports

  4.2.3网格划分

  打开FLAC(3D)分析软件后首先要设置模型的各个尺寸,本文研究的模型大小为80×80×3m(长×高×宽)。为了减小模型尺寸带来的误差及提高计算效率,以5倍洞径为边界建立模型。其中,节点数为8368个,单元数为7873个。在建模过程中,为了方便后续分析和计算,模型的底部设定为固定边界,模型的顶部则通过应力边界条件来控制,避免在对底部进行分析时受到其他面的应力干扰。根据磁西一号矿-850m水平主井泵房硐室的实际工况和围岩特性可知上覆岩层的平均重度为30KN/m3,经计算后作用在上覆岩层的载荷数值为25.5MPa,各项参数设置完成后的模型见图4.1。

  图4.1模型图

  Fig4.1 Model diagram

  4.3泵房底臌数值模拟结果可靠性验证

  4.3.1数值计算结果分析

  (1)开挖后未采取支护措施的应力变化

  对硐室底部开挖面进行模拟,将开挖面设置有硐室和水沟存在的状态,利用先关软件分析最大和最小主应力的受力状态变化趋势见图4.2~4.3。

  图4.2无支护条件下的最大主应力云图

  Fig 4.2 The cloud chart of maximum principal stress without support

  .

  图4.3无支护条件下的最小主应力云图

  Fig 4.3 The cloud chart of minimum principal stress without support

  由图数据可知,在硐室开挖后未进行支护时,最大主应力为2.95MPa,发现在硐室顶部和底部深处各出现了一个较大的应力区,而两帮应力区较小。

  (2)开挖未支护状态下位移场演化特征

  图4.4无支护条件下的垂直位移云图

  Fig 4.4 The cloud chart of vertical displacement without support

  图4.5无支护情况下的水平位移云图

  Fig 4.5 The cloud chart of horizontal displacement without support

  当泵房硐室按照设计要求进行开挖后,此时未采取任何支护措施。通过上述两图可知硐室经过开挖后,其围岩的结构和状态也发生了很大变化,且硐室两帮的位移变化非常大,竖直位移主要发生在顶板和底板。其中底板位移变化最大,说明硐室底臌严重。经过软件确认发现模拟过程中底板的最大位移达到494mm,其位置处于硐室底板的中心附近,两帮水平位移基本相同。因此,开挖后没有及时对硐室进行支护,在围岩压力的作用下硐室断面很快会因为受到围岩挤压而发生变形,且变形量增长非常迅速,很有可能导致底板出现底臌现象而发生局部结构破坏,影响硐室内工作人员的人身财产安全。

  4.3.2理论计算与数值模拟结果对比分析

  磁西矿泵房硐室埋深为850m,设计断面为直墙半圆拱形。在对泵房硐室进行施工时,因深度较大加上硐室围岩的强度不高,底板极易遭到破坏,进而产生较大的底臌量,将严重阻碍煤矿正常施工作业以及生产安全。

  为验证第三章底臌力学模型的合理性,根据泵房硐室围岩的物理力学参数,通过公式(3-1)、(3-3)、(3-4)、(3-11),分别计算泵房硐室B-B断面的极限平衡区宽度、煤柱底板所受支承压力、底板极限承载力和底臌量。

  泵房硐室顶板以砂岩和泥岩为主,底板的受力区域内则主要为砂岩,强度较低。硐室的设计埋深为地下850m,按照设计图纸高度和宽度分别是7.15和6.3m,底板砂岩粘聚力c=3.0MPa,内摩擦角φ=35°,泊松比v=0.37,上覆岩层平均重度,底板岩层重度,硐室底板厚度h设定为1.2m,硐室所受到了应力集中系数k为3,两侧压力系数A是0.45,M煤厚1.2m,底板岩层弹性模量E,设支护阻力。

  (1)极限平衡区宽度

  (4.1)

  (2)煤柱底板所受支承压力

  (4.2)

  (3)底板极限承载力

  (4.3)

  (4)底臌量

  (4.4)

  通过对比数值分析所得底臌量与理论推导计算值,可以发现二者最终结果并没有比较大的差异,因此本文所设计的模型与实际情况比较相符。

  4.4底臌治理方案的数值模拟分析

  下面对硐室开挖后仅支护顶帮和三种方案加固后底板的各方向位移量和应力变化情况等都进行分析计算。从而选择出底板最佳支护方案。

  4.4.1开挖后仅支护顶帮

  (1)应力场分析

  图4.6硐室底板加固前的最大主应力云图

  Fig4.6 The cloud chart of maximum principal stress before supportof floor

  图4.7硐室底板加固前的最小应力云图

  Fig 4.7 The cloud chart of minimum stress before support of floor

  通过图4.6和图4.7可以看出,在硐室开挖后仅对顶帮进行支护,底板未采取支护措施的情况下,底板处最大主应力为2.65MPa,对比开挖未支护状态下硐室底板所承受的应力值有所下降,但硐室两帮和底角处的应力集中程度严重,并且在硐室底板下方一定范围的应力集中现象也较为明显,如果不对底板进行加固处理,将会导致底臌现象的发生,进而影响煤矿正常生产工作。

  (2)位移场分析

  图4.8硐室底板加固前的垂直位移云图

  Fig 4.8 The cloud chart of vertical displacement before support of floor

  图4.9硐室底板加固前的水平位移云图

  Fig 4.9 The cloud chart of horizontal displacement before support of floor

  当硐室开挖后,对硐室顶帮采用锚网带索喷注的支护形式来支护加固,底板则不采取任何支护,相关分析结果见图4.8~4.9。从上图可知硐室底板的变形量非常大,局部能达到的最大值为359mm。在上述支护加固模式下距离底板越远则围岩的位移变化就越小,虽然没有对硐室底板做任何的支护加固措施,但通过顶板和两帮的支护仍然对底板起到了一定程度的加固,因此底板的底臌量会有一定的下降,但下降程度不明显,但在这样的支护条件下,所产生的底臌量仍然无法使硐室达到正常生产标准。

  4.4.2方案1:底板锚杆

  (1)应力场分析

  图4.10采用底板锚杆支护时的最大主应力云图

  Fig4.10The cloud diagram of maximum principal stress supported by floor bolt

  图4.11采用底板锚杆支护时的最小主应力云图

  Fig4.11 The cloud diagram of minimum principal stress supported by floor bolt

  通过图4.10和图4.11可以看出,在对底板进行锚杆支护后,硐室底板处最大主应力值由仅支护顶帮情况下的2.65MPa降低至1.85MPa,硐室两帮附近的应力集中区域面积有所减小,应力集中现象有所改善。

  (2)位移分析

  图4.12采用底板锚杆支护时的垂直位移云图

  Fig4.12 The vertical displacement cloud diagram supported by floor bolt

  图4.13采用底板锚杆支护时的水平位移云图

  Fig4.13The cloud diagram of horizontal displacement supported by floor bolt

  从图4.12和图4.13可以看出,在采用锚杆支护方案对硐室底板进行加固后,最大底臌量为275mm,相较于前面无任何支护加固措施和只对硐室顶部和两帮进行支护加固时的变形量来进行对比可知,底臌降低量非常明显,分别为219mm和84mm,对底板实施加固支护措施后对硐室两帮也存在一定的加固作用。经过上述分析过程笔者认为方案一种的加固支护措施可有效防止底板底臌的形成,但考虑到煤矿要长期进行生产运营,单一使用底板锚杆支护底板的效果并不理想。

  4.4.3方案2:底板注浆锚杆

  (1)应力场分析

  图4.14采用底板锚注支护时的最大主应力云图

  Fig4.14 The maximum principal stress cloud diagram of floor bolting support

  图4.15采用底板锚注支护时的最小主应力云图

  Fig4.15 The minimum principal stress cloud diagram of floor bolting support

  通过图4.14和图4.15可以看出,在对底板进行锚杆支护后,硐室底板处最大主应力值由仅支护顶帮情况下的2.65MPa降低至1.68MPa,与采用底板锚杆加固时的应力值相比,变化不大。硐室两帮附近的应力集中区域面积有所减小,应力集中现象较前一种方案有所减弱。硐室底板围岩节理裂隙发育,通过锚注支护,提高了硐室底板周围岩体的整体性,增大岩体的整体强度,改善了硐室底板的应力集中现象。

  (2)位移场分析

  图4.16采用底板锚注支护时的垂直位移云图

  Fig4.16 The vertical displacement diagram of floor bolting support

  图4.17采用底板锚注支护时的水平位移云图

  Fig4.17The horizontal displacement diagram of floor bolting support

  4.4.4方案3:底板注浆锚杆+锚索束

  (1)应力场分析

  图4.18采用联合支护时的最大主应力云图

  Fig4.18 The maximum principal stress cloud diagram with combined support

  图4.19采用联合支护时的最小主应力云图

  Fig4.19The minimum principal stress cloud diagram with combined support

  通过图4.18和图4.19可以看出,当方案三中采用注浆锚杆+底板锚索束联合加固后,应力集中程度和范围较前两种方案有明显的缩小,仅在硐室底角处还存在部分应力集中现象。并且可以看出在底板下方一定深度范围内,应力集中现象明显得到改善,在应力值方面相比前面两种方案,也有大幅降低降低。众所周知,在硐室底板受到水平应力的挤压时,致使硐室底板表面拉应力不断增大,当拉应力超过岩石的抗拉强度后,底板将会产生巨大变形。在图中,硐室表面的最大主应力由2.95MPa降低至0.54MPa,降幅高达81.7%。通过对模拟结果进行分析,也充分证明了底板锚索对底板围岩应力集中的弱化效果良好。底板锚索分担了一部分该由硐室围岩所应承受的地应力,从而使硐室底板表面的围岩应力向更深处转移。

  (2)位移场分析

  图4.20采用联合支护时的垂直位移云图

  Fig4.20 The vertical displacement cloud diagram with combined support

  图4.21采用联合支护时的水平位移云图

  Fig4.21 The horizontal displacement cloud diagram with combined support

  通过图4.20和图4.21可以看出,当底板采用注浆锚杆+锚索束的联合支护方案时,底臌量最大值约是46mm,相比前几种方案来看底臌量减少的非常明显,较另外两种加固方案相比,底臌量分别减小了229mm和139mm,底臌量减小明显。顶板沉降量为25mm,顶底移进量为71mm,两帮移进量为56mm。因此,通过数值分析可知,该方案能够对硐室底板起到很好的支护作用,大大降低了底臌量,治理效果达到了安全生产的标准。

  为了有效地分析在不同的支护方案下硐室底板位移,在模拟中,利用FLAC3D软件中的监控变量功能,在开挖硐室表面布置测线即顶板测线、帮部测线和底板测线,测点分布情况如图4.22所示:

  图4.22测点分布图

  Fig 4.22 The distribution of measuring points

  底板测线共布置三条,通过位移云图可以看出硐室底板变形量最大处位于底板中心附近,因此在底板中心布置测孔,进行位移监测,监测位置分别在硐室中心线底板下3m、6m和10m处,对应测点编号为501、502和503。一般系统默认为每迭代10次记录一次值,监测方向从z轴向外延伸,上述几种方案的监测结果见图4.23。

  (a)方案一底板中心侧线垂直位移监测

  (b)方案二底板中心侧线垂直位移监测

  (c)方案三底板中心侧线垂直位移监测

  图4.23三种方案的底板垂直位移监测变化曲线

  Fig 4.23 The change curve of vertical displacement monitoring of base plate in three schemes

  在硐室底板深度0.0m-10.0m范围,相比方案一和方案二,在方案三中当硐室底板采用底板锚索束加固后,底板深部位移都有不同程度的降低,尤其是在0-6m范围内,降幅十分明显,在6-10m范围内,位移值的降幅逐渐趋缓。综上所述,底板锚索束对底板围岩受力状态的改善是非常明显的,在削弱底板围岩应力方面有着良好效果。因此方案三对底臌的抑制效果是非常可观的。

  4.5支护方案的确定

  将上述几种方案的分析结果进行整理和对比后,结果见图4.2。

  表4.2各方案底臌量的对比分析

  Table 4.2 The comparative analysis of floor heave in each scheme

  由此得出结论:

  ①在无支护的情况下,因硐室顶部为细粒砂岩,底板处为泥岩,顶拱沉降量小于底板隆起,顶拱沉降78mm,底臌量为494mm,顶底移进量572mm。

  ②在仅支护帮顶的情况下,各区位移均有所减小,但是因硐室支护未闭环,所以顶帮部位移减小有限,顶板移减小24%,两帮位移减小42%,底板因未采取支护措施,最终底臌量为359mm,位移有所减小,但底臌量仍然较大,无法满足工作面需要。

  ③在底板只施加锚杆的情况下,相较于未支护工况,位移减小明显,顶板部位移减小44%,两帮位移减小58%,底臌量为275mm。

  ④通过底板锚注支护,浆液充填硐室周围的围岩裂隙,提高了围岩的整体强度,支护效果比仅施加底板锚杆的方案略有提升,最终底臌量为185mm。

  ⑤在底板采用锚注+锚索束的联合支护情况下,因锚索的张拉应力作用,对底板位移的限制作用明显增强,底板位移减小95%,并且硐室各部位的位移量均有明显的下降。

  通过对比分析,最终选择方案三为最佳支护方案,并应用于工程实际中。

  4.6支护参数的优化分析

  通过对上节提出的底板加固方案的对比分析,最终选择采用注浆锚杆+锚索束的联合支护方式对硐室底板进行加固。从施工要求、施工成本、施工安全等角度考虑,设计不同支护参数的支护方案。首先是注浆锚杆长度,分别从1400mm、2000mm进行分析;其次是底板锚索束间排距,分别从1600mm(3根锚索束)、2100mm(2根锚索束)进行分析。

  方案1:注浆锚杆长1400mm,底板锚索束间排距1600mm;

  方案2:注浆锚杆长1400mm,底板锚索束间排距2100mm;

  方案3:注浆锚杆长2000mm,底板锚索束间排距1600mm;

  方案4:注浆锚杆长2000mm,底板锚索束间排距2100mm;

  四种参数优化方案的位移结果如图4.24所示:

  (a)方案1总位移云图

  b

  (b)方案2总位移云图

  (c)方案3总位移云图

  (d)方案4总位移云图

  图4.24参数优化中各方案总位移云图

  Fig4.24 The displacement diagram of each scheme in parameter optimization

  综合上述几种参数优化方案中对硐室位移云图分析,现总结出各种方案下的底臌量、顶板沉降量以及两帮移进量,见表4.3,对最优方案有更为直观的判断。

  表4.3参数优化中各方案的位移量

  Table 4.3 The displacement of each scheme in parameter optimization

  方案底臌顶板下沉量顶底移进量左帮右帮两帮移进量

  方案1 46 25 71 30 26 56

  方案2 92 32 124 43 35 78

  方案3 42 25 67 29.3 25.3 54.6

  方案4 76 30.4 106.4 33.6 33.6 75.5

  结论如下:

  ①:方案1与方案2相比,底板注浆锚杆长度相同,均为1400mm。仅变化了底板锚索束的间距。方案1的底臌量比方案2明显减小,可见锚索束间距对限制位移的贡献率明显大于注浆锚杆长度,锚索束间距为1600mm时,支护效果强于锚索束间距为2100mm的情况。

  ②:方案1与方案3相比,锚索束间距相同,均为1600mm,仅变化了注浆锚杆的长度。方案3的各部分位移与方案1相比变化不大,可见注浆锚杆的长度变化,对支护效果的影响并不突出,注浆锚杆长1400mm和2000mm都能满足硐室工作面的支护需要,从经济性考虑,方案1性价比优于方案3。

  ③:方案3与方案4的对比结果和方案1与方案2的结果类似,注浆锚杆长度不变,均为2000mm。在仅变化锚索束间距的情况下,底板位移量变化明显,更加证明了锚索对于限制底板位移的重要作用。

  最终采取参数优化中的方案1为最终支护方案,并应用于工程实际中。

  4.7小结

  本章根据磁西矿泵房硐室的实际工程地质情况,运用FLAC-3D数值模拟软件对硐室开挖未支护、仅支护硐室顶帮和三种底板加固方案进行了模拟对比分析,并在选择出最佳支护方案后进行参数优化,得出以下有益结论:

  (1)在应力方面,底部锚索束的存在对整个模型范围内的整体应力分布影响不大,但对硐室周边的应力分布影响较大。当硐室底板处于未加固状态时,硐室底板应力较大,应力集中程度非常严重;当底板加固后,由于锚索束的存在,硐室底板的应力值不仅大大降低,弱化了应力集中,围岩应力也逐渐转移到更深处。单一的使用底板锚杆或仅对底板进行锚注支护时,硐室底板的应力有所降低,应力集中现象也有一定程度的缓解,但支护效果明显不如锚注+锚索束这种联合支护方式。

  (2)在位移方面,通过数值模拟结果的对比,硐室底板处于未加固状态时,底臌量为359mm且硐室底板以下很大深度范围内的位移量都处在较高水平;通过三种加固方案补强后,硐室各部位的位移均有所减小,单一使用锚杆支护及注浆锚杆支护的效果相近。当采用注浆锚杆+锚索束联合支护时,支护效果最理想,底臌量较另外两种方案明显减小,联合支护所形成的固定边界约束效应,使底臌量降低至46mm,降幅达到95%,从变形量的变化程度能够直接体现出底板锚索对底臌的抑制作用是非常明显的。

  (3)对注浆锚杆长度和锚索束间距进行支护优化分析,可以得出锚索束间距对限制底臌量的贡献率明显大于注浆锚杆长度,从支护效果及经济性角度,最终确定注浆锚杆长度为1400mm,底板锚索束间排距为1600mm。

  5现场试验效果观测

  5.1监测目的和意义

  5.1.1概述

  矿压监测工作主要包含以下三个方面:一是对工程现场监测;二是对监测数据进行分析处理;三是通过监测数据对工程进行反馈指导。对现场监测而言,主要工作有三类,其一是监测手段、其二是监测方法、其三测线的布置点。按照监测数据处理包括:处理目的、方法和数据表达形式;反馈指导包括:定性反馈指导和定量反馈指导。数据监测与支护设计的流程,如图5.1所示。

  图5.1数据监测与支护设计流程

  Fig 5.1 The flow chart of data monitoring and support design

  5.1.2矿压监测目的和意义

  现场监测是支护技术设计的重要组成部分,监测的目的是掌握围岩稳定性、围岩变形状态及支护条件等重要信息,用来判断支护结构是否合理,施工是否安全。总之,有以下几点:

  (1)改进和完善支护设计

  由于地下岩层的结构和性质变化很大,仅凭少量的钻孔资料很难预测其变化动向。因此,有必要在工程施工现场进行矿压检测,了解硐室围岩结构及岩性,以获得第一手的实测数据。利用这些数据可以推断岩体的力学参数和所需达到的支护强度,判断支护设计强度是否满足要求,也为初始设计参数的修改和完善提供了重要依据。

  (2)指导施工和预报险情

  在巷道和硐室的施工过程中,通过分析监测结果对围岩稳定性和施工安全性进行预测已成为一种普遍的做法。对于工程地质条件复杂的岩层,不能采用传统的类比法进行支护设计,因此,在施工过程中必须通过监测围岩应力和形变量来保证施工安全。特别是近20年来,随着新奥法在工程中的推广应用,矿压监测在复杂地层的硐室硐室开挖中已成为不可或缺的研究内容。对现场施工和施工进度具有一定的指导作用。

  (3)确保硐室及硐室长期安全运营

  使用耐久性强、使用寿命长的监测设备,在硐室和硐室的服务年限内可以进行长期监测,掌握围岩的动态规律,同时还能够对危险区段进行预警,能够及时进行加固返修或采取其它有效控制措施,以确保硐室及硐室的长期安全性。

  (4)为工程类比提供依据

  既可以积累大量实测资料,也为后续开工的硐室和巷道提供了支护定量参数,避免人为定性类比。因此对磁西矿的监测,既服务于本工程,也为类似工况条件下的工程提供参考依据。

  5.2监测内容

  通过研究分析,矿压监测中与硐室围岩稳定性相关指标主要是:硐室表面收敛量、围岩深部位移量、锚杆锚索应力值;与硐室顶底板稳定性相关的监测指标主要有:顶底板形变量、锚杆锚索受力情况、围岩深部位移等。

  (1)硐室表面收敛:通过监测获得硐室表面的位移量大小,以此来判断围岩运动是否在安全允许值范围内,是否对硐室正常使用产生不良影响;

  (2)围岩深部位移:监测距离硐室表面不同深度范围内的围岩位移量,以此可以判断出塑性区范围内围岩的稳定情况,分析锚杆与围岩之间是否产生变形错动,判断锚杆形变量是否超过极限值;

  (3)锚杆(索)受力情况:通过应力值可以判断出锚杆(索)是否处正常工作状态,其设计参数是否合理,锚杆(索)的布置形式是否合适等;

  (4)顶板沉降量:反映硐室表面收敛程度和断面缩减情况;

  (5)顶板锚固区的内外离层值:以此来判断锚固区内外围岩状态是否稳定以及锚杆设计参数是否合理;

  (6)锚杆锚固力:反映出锚杆在锚固中是否切实可靠,从而判断出锚杆在支护中是否失效。

  在磁西一号矿-850m水平泵房硐室底板与顶帮的支护加固环节,在此过程中,重点分析支护效果以及现场的监测,结合实际监测水平以及测试信息数据分析来明确硐室支护效果。主要的监测内容在表5.1中予以说明如下。

  表5.1主要监测内容

  Table 5.1 The main monitoring content

  (1)硐室表面位移监测

  通过对位移的监测,能够直接判断支护效果是否理想。具体内容有:顶底板收敛变形量、两帮收敛变形量、底板位移变化量等。

  (2)锚杆、锚索受力监测

  通过对锚杆(索)进行受力监测,进而测试工作水平,进一步的硐室围岩应力水平的确定,来综合评估结构de稳定性和安全性能。为类似工程情况的支护设计提供实际理论依据。

  5.3观测工具及测点布置

  5.3.1观测工具

  在本次观测中,主要采用测枪、测杆、卷尺等观测工具对硐室表面位移收敛进行测量。本次监测使用的锚杆(索)测力计MGH-200(MGH-300)、智能检测仪GSJ-2A均来自于泰安科大洛赛尔传感技术有限公司,如图5.2所示。

  图5.2监测仪及锚杆、锚索测力计

  Fig 5.2 Anchor and Monitor andThe Dynamometer of Bolt

  5.3.2测点布置

  在泵房硐室进行支护加固后,共布置了4个变形监测测站,分别为:测站#1、测站#2、测站#3、测站#4,测站间距约为5~6m,位置主要位于硐室断面的双侧边缘地带。结合测试站点的实测信号和测量数据,分析顶底板,两帮等岩体的位移变化进行分析。

  将十字交叉法用于监测硐室表面的位移变化量,待硐室支护加固后,在每个测站内设置3组测点,分别是AC、EF、BD,如图5.3所示。通过测线BD,可以测量出硐室顶底板移进量;通过测线AC、EF,可以测量出硐室两帮移进量。根据监测要求,布置好硐室的关键测点之后,实施相关的标记和认可,对待观测的数据进行监控记录的整理和观察分析。

  图5.3变形监测点的布置

  Fig 5.3 The Arrangement of Deformation Monitoring-Point

  为了进一步的监测硐室底板的相关位置,分别在测站#1和测站#3处设置了底板位移观测面。每个观测面设置3个测孔,测孔1和侧孔3设置在靠近帮脚处,按照底板的布局,进行位移计位置的安装。结合测量要求,预设相关的底板钻孔尺度,应大于11米。且在周围的固定器的设置位置,以底板为基准,分别距离为在底板下3m、6m、10m处。测量的布置如图5.4所示。

  图5.4底板位移测孔布置图

  Fig 5.4 The layout of bottom plate displacement measuring hole

  5.4监测结果记录及分析

  结合硐室底板的固定作用效果,对硐室围岩的周围进一步的实施收敛测试,对测试的时间周期至少应保持2个月。具体的监测效果及结果如图5.5。

  (a)测站#1

  (b)测站#2

  (c)测站#3

  (d)测站#4

  图5.5硐室两帮及顶底板位移收敛曲线

  Fig5.5The displacement waist curve of two ribs and roof-bottom

  泵房硐室的监测站点的顶板和其他位移的曲线正如上图所示,图中的断面编号为1-1所示,多个监测点的数据收集后整理绘制进上图。结合硐室开挖并进行支护后约19天,顶地板位置的位移效果如下所示,反之,顶板的稳定时间则明显小于两帮时间。

  对图上4个关键监测位置的曲线逐一测点分析:测站#1所处位置,顶底板移近量最大值约为85mm,在第34天变形趋于稳定;两帮移近量约为76mm,在第28天变形趋于稳定。测站#2所处位置,顶底板移近量最大值约为80mm,在第38天变形趋于稳定;两帮移近量约为60mm,在第33天变形趋于稳定。测站#3所处位置,顶底板移近量最大值约为70mm,在第24天变形趋于稳定;两帮移近量约为72mm,在第41天变形趋于稳定。测站#4所处位置,顶底板移近量最大值约为72mm,在第24天变形趋于稳定;两帮移近量约为65mm,在第51天变形趋于稳定。

  通过对硐室内4个测站所处位置的地表位移监测,由此得出,主要的顶底板及两帮位置的形变突出,在开挖后,逐步加大并最终稳定到峰值回落。这说明支护方案的位移抑制功能发挥作用,对硐室开挖起到了积极的保护效果。

  (a)测孔1

  (b)测孔2

  (c)测孔3

  图5.6测站#1处底板位移变化曲线

  Fig 5.6Thedisplacement curve of floor in No.1 survey station

  (a)测孔1

  (b)测孔2

  (c)测孔3

  图5.7测站#3处底板位移变化曲线

  Fig 5.7Thedisplacement curve of floor in No.3 survey station

  按照图5.6中的说明,测试点1号的底板和3大测孔的位移变化如图中所绘制图形。分析得到,在测孔1中的底板位置位移分析中,分别是3m,6m,以及10m位置处的变化分别是3.3cm,0.5cm,0.6cm。在测孔2中的底板位置位移分析中,分别是3m,6m,以及10m位置处的变化依次是3.4cm,1cm,0.7cm。在测孔3中的底板位置位移分析中,分别是3m,6m,以及10m位置处的变化依次是3.0cm,0.3cm,1.0cm。

  按照图5.7中的说明,测试点3号的底板和3大测孔的位移变化如图中所绘制图形。分析得到,在测孔1中的底板位置位移分析中,分别是3m,6m,以及10m位置处的变化分别是3.0cm,0.4cm,0.9cm。在测孔2中的底板位置位移分析中,分别是3m,6m,以及10m位置处的变化分别是3.1cm,0.2cm,1.1cm。在测孔3中的底板位置位移分析中,分别是3m,6m,以及10m位置处的变化分别是3.0cm,0.3cm,1.1cm。

  按照硐室的收敛形变以及位移变化分析,岩体垂直位移的变化抑制效果不明显,但是变形数量与预期数值对比削减90%的比例,这表明综合而言,底板支护有效性,硐室底板采用锚索束+注浆锚杆的支护方案是切实有效的。